矿井通风设计本科毕业设计论文.doc

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1、第1章 矿井概况1.1井田地理概况1.1.1矿井位置、范围*煤矿位于山东省莱芜市区东南5.5km，行政隶属莱芜市莱城区高庄街道办事处管辖，地理坐标东径11740061174530，北纬360911361229。东与西港煤矿（已关闭）、潘西煤矿为邻，西与鄂庄煤矿相接，矿区座落于高庄街道办事处南冶村附近，井田面积24.5km2。井田东以413号钻孔和-180水平东大巷经16号联线与西港矿分界，西以18号勘探线和S33和169号钻孔与卾庄矿为界，上部至煤层露头，深部至F22号断层。1.1.2交通位置*煤矿位于莱芜市南部郊区，地理位置优越（见图1-1），交通方便，磁莱铁路从矿区东北侧绕矿而过，矿区至颜

2、庄火车站6.5km，矿井运输铁路在颜庄车站与磁莱线相接，莱芜市至淄博市高速公路从矿区深部通过，博（淄博）孙（孙村）公路从矿门前通过，加上市郊乡镇公路网，可谓四通八达，交通十分方便。1.1.3气候条件莱芜市地处泰沂山区腹地，属大陆性气候，历年最高气温42.5(1955年8月11日)，最低气温-22.5(1957年2月11)，月平均气温1336.8。年总降雨量550.0810.0mm，年平均降雨713.5mm， 雨季为7、8、9三个月份，日最大降雨量306.0mm(1996年7月24日)，最高洪水位+180.96m(1966年7月19日)。年蒸发量16641927mm，平均1795.5mm。结冰期

3、为头年的11月初至来年3月，地温地下3m处(4月)最低温度12.3，最高温度(9月)19.2。总之，莱芜市气候温和，冬无严寒，夏无酷热，呈半湿润的北温带气候特色。1.1.4地势地形井田位于泰山背斜的南翼，莲花山背斜的北翼，汶河两岸的低山丘岭地带，地面标高+180210m。1.1.5河流分布情况牟汶河(即大汶河)、新甫河、莲花河是构成井田地面的主要水系，牟汶河是大汶河上游三大源流的主流，流向北西，流经港里、南冶、安仙流至大汶口，最大流量1920m3/s；莲花河，又称安仙东河，源于莲花山，北流经安仙村东汇入汶河，全长15km，河宽150m，流量为0.580.72m3/s；新甫河又称安仙西河，源于新

4、甫山麓，北流经安仙村西入汶河，全长15km，流量0.340.75m3/s。1.2矿井地质特征1.2.1地质构造莱芜煤田划属华北地层区鲁中地层分区莱芜地层小区大汶河向斜（泰莱向斜）之南翼，*煤矿位于莱芜煤田中东部，地表仅出露侏罗纪、第三纪和第四纪地层，在其以南自南至北依次出露上述太古界到新生界地层。矿井主要含煤地层为上石炭统太原组和下二迭统山西组。经过历次勘探，矿井生产揭露，评价井田地质构造条件为中等偏复杂。总体构造形态为一单斜，南部及西南部为各煤层第四系下的隐伏露头，地层走向一般为290300，倾角一般为1027，倾向NE。1.2.2水文地质情况本井田的水文地质类型应属补给条件不畅、富水性中等

5、至弱、水文地质条件浅部较复杂、中深部简单至中等的岩溶裂隙充水矿床类型。矿井生产水平为-400水平，0水平、-180水平已结束，矿井涌水主要为山西组砂岩裂隙水，随着煤层开采，以淋水形式泄入井下。近两年矿井涌水量增加，主要是矿井东翼西港矿关井停止排水后，导致水位上升，涌水通过各种裂隙通道及含水层进入本矿。矿井主要开采二层、七层和十五层煤，所揭露的含水层，主要是山西组砂岩，孔隙含水、富水性弱，多以淋水的形式进入矿井，水量小，对生产和安全无威胁。安仙井田地表有莲花河、新甫河两条河流自南向北流经井田并注入汶河，井田以南建有沟里水库。在采动裂隙、含水层、断层破碎带的影响下，水库和河流等地表水体通过地方小煤

6、矿和老窑采空区与安仙井具有不同程度的水力联系，成为安仙井的主要充水因素。深部扩大区矿井充水的主要水源仍以岩溶裂隙水为主，主要为煤系地层砂岩裂隙水、五、六灰水和奥灰水。充水方式分别为：开采上组煤时，以煤系地层砂岩裂隙水为主，并以顶板淋水形式随煤层开采而泄入矿井。开采下组煤时，充水含水层除薄层灰岩外，还不同程度地受到五、六灰甚至奥灰底鼓出水的影响。另外深部扩大区有几条较大的断层，使煤系地层与五、六灰、奥灰直接接触，一旦揭露可能造成五、六灰甚至奥灰水泄入矿井。1.2.3地温根据*煤矿井田地质勘探报告，恒温带深度为4060m，温度在16左右。根据矿井延深扩大报告和深部补充勘探报告测温资料，煤层地层地温

7、梯度为1.62.5/百米，平均2.1/百米；非煤系地层地温梯度1.11.5/百米，平均1.4/百米。从地温及其变化梯度看，本井田属于地温正常区，但从绝对温度看，本井田东翼505m以上和西翼温度低于31，属无热害区，东翼505m以下温度高于西翼，在31以上。1.3煤层特征1.3.1煤层情况二叠系山西组和石炭系太原组为井田内主要含煤地层，平均总厚度281.86m，共含煤20层，平均总厚度10.14m，含煤系数为3.6；其中主要可采煤层6层 (二、四、七、九、十五、十九煤层)，平均总厚6.80m，可采系数2.41，二、十五煤层为全区稳定可采煤层，四、七、九、十九煤层为局部可采煤层。十五层煤整体构造形

8、态为单斜，走向75左右。倾向345。煤层厚0.961.25米，平均1.06米，结构较复杂，下部含粉砂岩夹矸，厚度0.060.1米。平均倾角12,容重1.37t/m3。该煤层为油脂光泽，宏观煤岩类型为半亮型煤，可采指数为1，变异系数11.36%，直接顶为粉砂岩，厚度5-9.0米，老顶岩石为中砂岩，厚度10-15米。属赋存稳定、结构复杂的薄煤层。二层煤整体构造形态为单斜，自西向东走向变化不大，西部为90左右，东部为105，倾向为0至15左右，倾角总体上呈东缓西陡之势，东部最小倾角19，西部最大倾角22，平均20。煤层为油脂光泽，宏观煤岩类型为半暗型煤，可采指数为1，变异系数20.27%,容重1.3

9、5t/m3。煤层厚度为1.35米，直接顶为砂质泥岩，厚度0-8.0米，老顶岩石为中砂岩，厚度15.0米，属赋存稳定、结构简单的薄煤层。七层煤属石炭系太原组，西部最厚1.3m，北部厚度0.6m，平均煤厚1.0m。煤厚较稳定，七层煤为黑色、条带式结构，油脂光泽，宏观煤岩类型为半亮型煤，硬度2，容重1.35t/m3。可采指数为0.93，变异系数15.7%。直接顶为粉砂岩，厚度0-3.0米，老顶岩石为中细砂岩，厚度8.0米，属赋存较稳定、结构简单的薄煤层。1.3.2瓦斯 煤尘 煤的自燃性1.3.21 瓦斯情况*煤矿地质条件虽较为复杂，但历年瓦斯鉴定结果均为低瓦斯矿井，2009年鉴定结果为瓦斯相对涌出量

10、1.48m3/t，绝对涌出量1.32m3/min，二氧化碳相对涌出量为6.35m3/t，绝对涌出量5.66m3/min。由于受采动的影响，煤岩层中瓦斯存在的正常压力平衡状态遭到破坏，使游离态的瓦斯不断地涌向低压的采掘空间，与此同时，吸着状态的瓦斯不断“解吸”也以不同的形式涌现出来，顶板岩层越疏松、颗粒及孔隙度越大，越利于瓦斯运移逸散。现开采的各煤层顶板为粉砂岩或细砂岩，对煤层瓦斯赋存状况影响不明显，因此无瓦斯异常地质带。虽然矿井为低瓦斯矿井，但在一些煤巷、半煤岩巷掘进工作面及采煤工作面上隅角、沿空送巷或留巷开采的工作面、煤柱开采和独头盲巷等地点，如果通风不良，没有足够的风量来稀释围岩涌出的瓦斯

11、，有可能出现瓦斯窒息、瓦斯燃烧、瓦斯爆炸事故。1.3.22 煤尘情况矿井开采-400水平二、七、十五层煤，根据重庆煤研所对煤层的鉴定，二层、七层、十五层煤尘具有强烈的爆炸性.各煤层的爆炸指数为：二层37.54%、七层36.08%、十五层36.50%。因此矿井煤尘灾害的主要类型是煤尘爆炸。1.3.23 煤的自燃性开采的-400水平二、七、十五层煤，经重庆煤研所自燃倾向鉴定，二、七、十五层属类不易自燃煤层，矿井自投产以来未发生过煤层自燃事故，无自燃发火史。 “煤炭自燃倾向性等级鉴定报告”结果如下：（表1-1）煤层工业分析（）着火温度（）T最短自然发火期自燃倾向性分类MadAdVdafT氧T原T还2

12、层煤1.3213.8437.543233493512885三类，不易自燃7层煤0.7928.2836.083533633651272三类，不易自燃15层煤0.7828.1836.503383463521476三类，不易自燃1.3.3煤质情况本井田范围内主要是肥煤，灰分值在30%-40%之间，属于富灰煤，矿井产出的煤炭以供民用、冶金、和电厂使用。煤质主要指标（表1-2）煤层WAVQSY工业牌号二层1.119.137.542.76107J/kg0.821.7mm肥 煤七层1.3821.3836.083.76107J/kg1.7722.4mm肥煤十五层1.2824.3836.503.54107J/k

13、g2.2120.4mm肥 煤1.4矿井可采储量、服务年限及设计生产能力矿井斜井多水平开拓，设计能力40万吨/年，矿井地质储量7116.6万吨，工业储量为2662.5万吨，可采储量为1440万吨，矿井服务年限36年。2010年*煤矿核定生产能力为48万吨/年。1.5矿井开拓及巷道布置1.5.1矿井开拓情况*煤矿为斜井多水平前进式开拓，并根据地质构造、煤层赋存深度、角度等自然条件，矿井分三个水平开采，沿煤层倾向，先开采上部水平，后开采下部水平；沿走向，先开采西部，后开采东北部；根据所采煤层，先采上部煤层，后采后组煤。0水平、-180水平、-400水平采用皮带斜井、矸石斜井、管子斜井、主石门、集中大

14、巷开拓，采区采用集中石门煤层群联合开采的方式，实现集中化生产，减少巷道掘进量。生产主要集中在-400水平，矿井为两翼开采，-400西翼和-400北区，西区集中大巷和北区集中大巷作为两翼运输和通风巷道，两翼有集中回风巷与风井连通。矿井开采方法为走向长壁后退式采煤法，冒落法管理顶板。1.5.2矿井基本巷道根据井田范围内的地形地势、煤层赋存情况、地质构造等自然因素，该矿井采用三水平、三斜井开拓，上下山开采，矿井共有井筒8个。其中为-400水平服务的井筒分别为：副井、皮带井、管子井；-180皮带井、-180矸石井、-180管子井、北区风井、西风井（见附表1-2）；西区、北区集中大巷和采区集中回风巷为生

15、产服务。副井、皮带井、管子井主要井筒采用砌碹支护，局部地点为锚喷，-180皮带井、-180矸石井、-180管子井二水平井筒采用锚喷支护，其它主要巷道大部分采用锚网喷支护，巷道表面光滑，通风阻力小。由于矿井第一、二水平已采完，采区回风巷、主要回风巷和部分进风大巷压力显现明显，巷道变形严重，巷道维护量较大。主要井筒特征表（表1-3）井筒名称皮带井副井管子井西风井-400皮带井-400矸石井-400管子井北区风井井筒形式斜斜斜立暗斜暗斜暗斜斜、暗斜井筒标高（口/底）+206.1-227.2+203.4-177.2+203.5-177.2+199.2-88.0-178.4-427.1-178.8-40

16、0-178.3-400.2+210.5-390.7井筒长度（米）1532.41285.61221.074278.2854.0653.0655.01600.0井筒断面（m2）11.38.17.115.99.089.66.9110.85矿井生产布置：北风井系统1个采煤工作面，4个掘进工作面，7个独立通风硐室；西风井系统2个采工作面，3个掘进工作面，7个独立通风硐室。1.5.3采区划分情况目前，矿井0、-180水平已生产完毕，生产主要集中在-400水平。矿井生产为两翼开采，西翼共有2个生产采区，1个准备采区，即3515采区、317采区，327采区为准备采区；北区有1个生产采区，1个准备采区。各采区集

17、中运输石门布置在-400水平，根据采区服务年限和所采煤层情况，集中运输巷和回风巷布置在岩层中，采区根据所采煤层，轨道和运输下山布置在煤层中，位于采区中央。采区内工作面为双翼布置，后退式开采。1.5.4采掘工作面布置1.5.4.1采煤工作面西翼采区布置2个生产工作面，2个备用工作面，分别是351501西面、31701面、西351502备采面、32705备采面；北区1个生产工作面，1个备用工作面，分别是3205西面、3206备采面。1.5.4.2采煤方法、工艺采煤方法：采用走向长壁区内后退开采，全部垮落法管理顶板，单滚筒采煤机单向割煤，采用倒字进刀方式，人工爆破开缺口，往返一次进一刀。采煤工艺：选

18、用ZB2D111型电牵引薄煤层单滚筒采煤机落煤、装煤，上、下端头缺口采用爆破落煤、人工攉煤，循环进度1.0m。SGB630/150(改型)刮板输送机运煤，SGW-40T型刮板输送机接面转载进入运输系统。劳动组织：根据鲁煤安管200764号文件规定：每班作业人数最多不超过32人。采煤工作面实行“三八”工作制，三班生产，月底一天检修。1.5.4.3巷道支护工作面上下两巷及切眼沿煤层顶板掘进，掘进断面形状均为矩形,锚网带支护。根据工作面采高，采用DZ型单体液压支柱配合HDJB型金属铰接顶梁支护；支柱初撑力不小于90KN；使用中流量三用阀。 工作面基本支护规格表 （表1-4）名称支护形式支柱控顶距支护

19、参数顶板管理方式放顶步距(m)排距（m）柱距（m）最大（m）最小（m）密度根/强度kN/支回切顶规格柱梁1.00.64.53.51.67353见四回一无密集1.01.5.4.4掘进工作面西翼采区布置3个掘进工作面，分别是西351503上巷、31702上巷、31702下巷；北区4个掘进工作面，分别是315轨道下山、315运输下山、3204西上巷、3205轨道巷。1.5.4.5掘进方法、工艺、局扇型号、风筒掘进方法：掘进工作面采用钻爆法掘进，全断面一次成巷施工方式。掘进工艺：采用二级煤矿许用水胶炸药、15段毫秒延期电雷管爆破掘进，迎头配备2部7665MZ型气腿式凿岩机，风钻头采用32mm的柱齿钻头

20、，MQS-90J型风煤钻一部。工作面由P-60B型或P-30B型装岩机扒装机出矸，SPJ-800型皮带输送机、SGW-42040T（轻）型刮板输送机、JD型绞车轨道提升、1吨矿车等设备运输。劳动组织：根据鲁煤安管200764号文件规定：每班作业人数最多不超过12人。采用每天“三八”工作制（一天三班，每班八小时）。局扇型号、风筒：2BKJ.5.6-6.3型，功率11*2KW/15*2KW，采用双风机双电源压入式供风方式，风筒使用500mm的胶质风筒，配备瓦斯风电闭锁、风筒传感器、风机开停传感器等装置。1.5.4.6巷道支护岩巷、开拓巷道、采区上下山:采用锚网喷支护形式；煤巷、准备巷道：采用锚网带

21、支护。1.6矿井提升运输系统地面提升运输系统：皮带井担负矿井原煤和人员上下井运输，设备为钢丝绳牵引胶带运输机，电机功率为280KW；副井担负矸石和物料运输，设备为1吨矿车和功率400KW双滚筒绞车；管子井负责大型材料运输，绞车功率为200KW。-180水平提系统：-400皮带井由1322KW强力皮带输送机负责原煤运输；-400矸石井担负矸石、物料的提运任务，配备设备为1吨矿车和180KW双滚筒绞车；-400管子井负责人员运输，配备SR型绳索运人系统，电机功率为55KW。-400水平大巷分东、西大巷, 担负着-400米水平原煤、矸石、设备、物料、人员的运输任务，轨型为30kgm，使用ZK7（10

22、）-6/250型架线电机车牵引。井下倾斜轨道运输均由绞车牵引矿车完成提矸、送料的运输任务。1.7矿井监控系统矿井安装使用的安全监控系统是重庆煤科分院生产的KJ90NB型安全监测系统。KJ90NB安全监测系统主要由监测终端、监控主机、通信接口装置、井下分站、传感器等组成。井下共安设18台分站，其中GF5F(A)负压探头2台，分别安设在北区风井及西风井风峒内。GFW15风速探头7台， KG9701(A)瓦斯传感器37个，KDG3K远程馈电断电器18台，GTL(A)开停传感器32台，GFK70(A)风筒传感器8台。同时，矿井还配备便携式瓦斯报警仪、甲烷氧气二用仪、光学瓦斯检定器、直读式测尘仪、个体粉

23、尘采样器、高中微风表等监测仪器，提高了矿井监测水平。第2章 矿井通风系统2.1矿井通风系统2.1.1矿井通风系统的要求1)每一矿井必须有完整的独立通风系统。2)每个生产矿井必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口间的距离不得小于30米。当井田一翼走向较长、矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时，必须在井田边界设置安全出口。3)进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。4)井口工程地质及井筒施工地质条件简单，占地少、交通方便、压煤少、便于施工，并且井口标高在当地历年最高洪水位以上。5)箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风

24、井使用，必须采取措施，满足安全的要求。6)矿井必须采用机械通风，主要通风机必须安设在地面。7)不宜把两个能独立回风的矿井合并为一个通风系统，若有几个风井，则要求采区流出的风流到风井保持独立，各回采工作面的回风，在进入采区回风道之前，各工作面的回风在进入回风水平之前，都不能任意贯通；下水平的回风与上水平的进风，必须严格隔开；进风早分开，回风晚汇合。8)多台主要通风机时，为保证联合运转的稳定性，尽可能减小公共风路的风阻，每一翼的回风流都必须严格隔开。9)多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。10)集中运输大巷和总回风巷道应布置在岩层和不自燃的煤层中。11)尽可能

25、降低通风阻力，减小通风费用。每个采区应产量均衡，阻力接近，自然分配的风量与所需风量保持一致；尽可能采用并联通风，各风路的风压接近；减小通风设施，避免增阻法调节风量和减小不必要的漏风。12)通风系统简单，风流稳定，易于管理，有较强的抗灾能力；每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。13)井田面积较大和走向长的矿井，初期采用中央式通风，后期应采用对角式通风。14)井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中；井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。15)矿井通风方式宜采用抽出式。2.1.2矿井通风方式矿井通风方式类型、优缺点、

26、适用条件（表2-1）通风方式 优点缺点适用条件中央式并列式进回风井均布置在工业广场内，场地建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，井筒保护煤柱小。矿井反风容易。风流在井下的流动路线为折返式，风流路线长，风阻大；井底车场附近漏风大。工业广场受主要通风机噪音影响和回风污染。适用于煤层倾角大、埋藏深、井田走向长度不大，瓦斯和自然发火都不严重的矿井。边界式通风阻力小，内部漏风小，工业广场不受主要通风机噪音的影响及回风流的污染。风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，风阻较大。适用于煤层倾角较小、埋藏浅、井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井。对角式两翼对角式风流在井下的流

27、动路线是直向式，风流线路短，阻力小。内部漏风小。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和主要通风机的噪音污染。井筒保护煤柱，初期投资大，投产晚。井田走向长度大于4km，井型较大；瓦斯与自然发火严重的矿井，或者低瓦斯矿井；煤层走向较长，产量较大的矿井。分区对角式每个采区都有独立的通风路线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快。占用设备多，管理分散，矿井反风困难。煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷。区域式既可改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工期。风流线路短，阻力小。漏风少，通风网路简单，风流

28、易于控制，便于主要通风机的选择。通风设备多，管理分散。井田面积、储藏丰富或者瓦斯含量大的大型矿井。混合式回风井数量较多，通风能力大，布置较灵活，适应性强。通风设备较多。井田范围大，地质和地面地形复杂；或产量大，瓦斯涌出量较大的矿井。矿井通风系统根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性、开拓布置、表土层厚度等条件，确保矿井安全、兼顾后期生产需要为前提，通过分析比较，确定合理的、适用的通风系统。*煤矿第三水平为两翼布置，井田走向长度大于4km，低瓦斯矿井，煤层走向较长，通过比较，本矿井采取两翼对角式通风方式，是比较合理的。2.1.3矿井通风方法矿井主要通风

29、机工作方法一般分为抽出式、压入式。抽出式：主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。在地面小窑塌陷区分布较广、并和采区相沟通的条件下，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路、总风量和工作面有效风量都会减少。压抽混合式 压入式：主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低，有可能使采

30、空区瓦斯涌出量增加。矿井总进风路线上设置通风设施，通风管理比较困难，且漏风大。通过以上分析，只有在地面小窑塌陷区漏风严重、开采水平较浅时，采取压入式通风是较合理的，因此，根据矿井实际情况，抽出式通风仍然是最合理的通风方式。2.2采区通风系统2.2.1采区通风系统的要求1）每一个采区必须实行分区通风。2）采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。3）采煤工作面和掘进工作面的进回风，都不得经过采空区或冒落区。4）要求通风系统阻力较小，通风能力大，通风畅通，尽量减少漏风；通风系统简单，发生事故时，易于控制风流和撤出人员；采区内风流稳定，避免角联风路和复杂通风网路。5）有利于采空区瓦斯的合理排放及防止采

31、空区的自燃。6）要求有较强的抗灾能力和防灾能力。2.2.2采区进风上（下）山和回风上（下）山的选择采区进风与回风上（下）山，是采区通风系统的主要风路，是由采区巷道布置决定的，所以，在确定采区巷道布置时，要考虑采区通风系统，保证通风合理，满足生产需要。*公司所采煤层为薄煤层，采用走向长壁采煤法，开掘采区上（下）山联系回风大巷及运输大巷。采区上（下）山至少要有两条，即运输机上（下）山和轨道上（下）山，一条进风，一条回风，新鲜风流由集中大巷（石门）经采区上（下）山（进风）、工作面进风平巷进入工作面，回风经回风平巷、采区上（下）山（回风）到采区集中回风大巷。采区进回风上（下）山选择方案：1、轨道上（下

32、）山进风，运输机上（下）山回风 新鲜风流由进风大巷流经采区进风石门、车场到达轨道上（下）山，车场中不设风门，但轨道上（下）山与运输机上（下）山回风巷之间的联络巷、车场要建通风设施；采区煤仓不得放空，防止风流短路。2、运输机上（下）山进风、轨道上（下）山回风运输机上（下）山进风时，风流方向与运煤方向相反。运输机上（下）山与轨道回风巷之间的联络巷必须设置通风设施，而且轨道车场设置风门，间距不小于一列车长度，日常要加强管理，防止风门撞坏后造成风流短路。比较：轨道上（下）山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，轨道上下山的绞车房、变电所易于通风。输送机上（下）山进风，运输过程中所释放的

33、瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备散发的热量，使进风温度升高；轨道车场的风门管理是重点。通过以上比较，从安全较大考虑，轨道上（下）山进风，运输机上（下）山回风的采区通风系统较为合理。*煤矿根据煤层的赋存状况、开采方法以及瓦斯、煤尘及温度等具体条件出发，各个采区选取了不同的通风方式：327、317采区为运输机上（下）山进风，轨道上（下）山回风；352采区、3515采区、32采区、315采区采用运输机上（下）山回风，轨道上（下）山进风。2.2.3采煤工作面上行风与下行风的选择 上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷道水平低于回

34、风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。下行通风运煤方向 新风 污风 上行通风运煤方向 新风 污风 优缺点： 、下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。 、上行风比下行风工作面的气温、瓦斯和煤尘浓度要高。 、下行风比上行风所需要的机械风压要大。 、下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。通过分析比较，从降温、降低瓦斯和煤尘浓度考虑，工作面下行通风效果较好，从提高工作面安全性和抗灾能力方面考虑，上行风系统比较稳定可靠，但从矿井通风系统的全局考虑，无论是上行风，还是下行风，一旦发生火灾或其他灾变，通风网路都有风流紊乱的可

35、能，因此，必须加强日常通风管理和灾害预防，才能保证系统的稳定。2.2.4采煤工作面进回风巷的布置采煤工作面的通风系统由工作面的进风巷、回风巷及工作面切眼组成，由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层自然发火等因素确定。根据采煤工作面的进回风巷道的布置方式和数量，工作面的通风系统有以下几种类型：（一）“U”形通风系统工作面通风系统只有一条进风巷道和一条回风巷道。优点是结构简单，巷道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理；缺点是上隅角瓦斯易超限，工作面进、回风巷要提前掘进，维护工作量大。“U”形通风系统又分为前进式和后退式，但前进式比后退式采空区漏风大，工作面有效风量小，且对防治自然发火不利。（二）

36、“Z”形通风系统工作面通风系统只有一条进风巷道和一条回风巷道。采空区漏风介于“U”形通风系统前进式和后退式之间，但通风系统需沿空留巷和控制采空区漏风，难度较大。（三）“Y”形、“W”形、双“Z”形和“H”形通风系统“Y”形、“W”形、双“Z”形工作面均为两进一回或一进两回的通风系统，“H”形工作面为两进两回或三进一回的通风系统。以上形式的通风系统主要适用于工作面和采空区瓦斯涌出量大时，并且一进两回系统难以解决瓦斯超限问题，需增加通风巷道，提高通风能力，从而降低工作面的瓦斯浓度。考虑*煤矿煤层的瓦斯、温度和煤层自然发火等情况，选择“U”形通风系统是比较合理的。2.2.5掘进工作面通风在矿井生产中

37、，为了准备新的水平、采区和采煤工作面，需开掘大量的井巷工程，为了供给作业人员新鲜的的空气，稀释和排除工作面的有害气体和炮烟、矿尘，保持良好的环境条件，对掘进工作面必须进行不断的通风。根据煤矿安全规程第一百二十七条规定：掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式（压气、水力引射器不受此限）；如果采用混合式，必须制定安全措施。2.2.5.1局部通风机通风方法 利用局部通风机作动力，通过风筒导风的通风方法称局部通风机通风，它是目前局部通风最主要的方法。 常用通风方式：压入、抽出和混合式。1.压入式LsLv Le 气流贴着

38、巷壁射出风筒后,由于卷吸作用,射流断面逐渐扩张，直至射流的断面达到最大值，此段称为扩张段； La射流断面逐渐减少，直到为零，此段称收缩段。 Ls从风筒出口至射流反向的最远距离（即扩张段和收缩段总长）称射流有效射程。 在巷道条件下，一般有： 式中 S巷道断面,m2。 特点：（）局扇及电器设备布置在新鲜风流中； （）有效射程远，工作面风速大，排烟效果好； （）可使用柔性风筒，使用方便； （）由于内外，风筒漏风对巷道排污有一定作用。 10m要求： （）局巷，避免产生循环风； （）局扇入口与掘进巷道距离大于10m； （）风筒出口至工作面距离小于Ls。2.抽出式 Le有效吸程Le :风筒吸口吸入空气的作

39、用范围。在巷道边界条件下，其一般计算式为：式中 S巷道断面，m2。特点：（）新鲜风流沿巷道进入工作面，劳动条件好； （）污风通过风机； （）有效吸程小，延长通风时间，排烟效果不好； （）不通使用柔性风筒。3. 压入式和抽出式通风的比较：1) 压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机不具备防爆性能，则是非常危险的。2)压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果。然而，抽出式通风有效吸程小，掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。

40、与压入式通风相比，抽出式风量小,工作面排污风所需时间长、速度慢。3)压入式通风时,掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走,而用抽出式通风时,巷道壁面涌出的瓦斯随风流向工作面，安全性较差。4) 抽出式通风时,新鲜风流沿巷道进向工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好；而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，当掘进巷道越长，排污风速度越慢，受污染时间越久。5)压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输，而抽出式通风的风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。4. 混合式通风 混合式通风是压入式和抽出式两种通风方式的联合运用,按局部通风机和风筒的布设位置，分为

41、:长压短抽、长抽短压和长抽长压。1) 长抽短压（前压后抽）工作面的污风由压入式风筒压入的新风予以冲淡和稀释，由抽出式主风筒排出。其中抽出式风筒须用刚性风筒或带刚性骨架的可伸缩风筒，若采用柔性风筒，则可将抽出式局部通风机移至风筒入风口，改为压出式，由里向外排出污风。2) 长压短抽(前抽后压)新鲜风流经压入式长风筒送入工作面, 工作面污风经抽出式通风除尘系统净化,被净化后的风流沿巷道排出。混合式通风的主要特点： a、通风是大断面长距离岩巷掘进通风的较好方式；b、主要缺点是降低了压入式与抽出式两列风筒重叠段巷道内的风量，当掘进巷道断面大时,风速就更小,则此段巷道顶板附近易形成瓦斯层状积聚;c、煤巷、

42、半煤岩巷掘进工作面采用混合式通风，必须采区安全措施；d、两台风机风量要合理匹配，以免发生循环风。通过以上分析比较，无论从安全方面，还是经济方面考虑，抽出式是掘进工作面最常用的通风方式。2.2.5.2风筒的选择1）风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求。2）在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径大的风筒，以降低风阻，减小漏风，节约通风电耗。3）风筒必须是阻燃的。*煤矿使用的风筒为直径500mm的阻燃风筒，连接方法为反压边连接法。2.2.5.3局部通风机*煤矿掘进工作面局部通风机选用2BKJ和FBD型系列对旋式风机，功率为11*2KW/15*2KW，额定风量为220-

43、380m3/min。2.3通风设施1、风门：在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立人行和通车风门。设置风门的要求： （1）每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5m。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道； （2）风门能自动关闭；通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置；风门不能同时敞开（包括反风门）； （3）门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80至85； （4）风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m，严密不漏风；墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬

44、帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝、重缝和空缝。 （5）风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严；风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。2、风桥 通风系统严禁进风道与回风道水平交叉，为此，杜绝采区内出现风桥，以减小漏风。3、密闭 1）临时密闭，常用木板修筑，并用黄泥、水泥抹面。 2）永久密闭，常用砖、水泥等不燃性材料修筑，防火密闭墙建筑两道，墙之间炮泥充填。第3章 矿井所需风量的计算3.1风量计算依据 矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。（）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3；（）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和

45、进行计算。3.2矿井风量计算3.2.1采煤工作面风量计算1、采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。(1)按瓦斯涌出量计算：Qwi=100 QgwiKgwi式中：Qwi第i个采煤工作面需要风量，m3/min Qgwi第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，二层煤：0.18 m3/min；七层煤：0.24 m3/min；十五层：0.41 m3/min Kgwi第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取Kgwi=1.2-1.6，炮采工作面取Kgwi=1.4-2.0,水采工作面取Kgwi=2.0-3.0二层煤采煤工作面风量：Qwi=1000.181.4=25 m3/min七层煤采煤工作面风量：Qwi=1000.241.4=33.6 m3/min十五层煤采煤工作面风量：Qwi=1000.411.4=57.4 m3/min（2）按工作面进风流温度计算： 采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据实测数据进行计算。其气温与风速应符合表中的要求：采煤工作面空气温度与风速对应表(表3-1)采煤工作面进风流气温/1515-1818-2020-2323-26